基于充填体拱效应的水平矿柱安全厚度研究

充填体下矿体开采时,考虑充填体拱效应,有利于提高矿山资源回采率。利用BELAEM模型计算拱效应下充填体垂直应力,构建弹性梁力学模型并结合极限抗拉强度准则推导出水平矿柱预留安全厚度表达式。以某金属矿山3个不同采空区跨度为例,计算水平矿柱安全厚度。利用FLAC3D建立数值模型对矿体进行开挖模拟,通过对水平矿柱最大主应力及最大位移分析,验证了水平矿柱预留厚度满足安全生产需求。现场工程150 d监测结果表明,监测点附近位移变化最大值低于极限位移,水平矿柱趋于稳定。     

深部回采巷道的支护设计

随着开采深度的不断增加，巷道的支护问题日趋严重。通过现场监测修改支护设计，采用加大锚杆长度来增加组合拱厚度，有效地控制巷道的变形，提高了支护效果。     

不稳定围岩拱形巷道锚杆支护组合拱计算模型及应用

煤矿井下不稳定围岩锚杆支护．以往确定锚杆支护组合拱厚度时，大多是根据经验或试算。本文就拱形巷道组合拱厚度如何计算从理论上进行了推导，从而完善了不稳定围岩拱形巷道的锚杆支护参数设计，该模型得到了实际应用和验证。     

锚杆托板与缓冲垫层组合结构动载力学性能研究

为获取缓冲垫层放置位置及厚度的选取依据,分析了缓冲垫层对冲击地压巷道锚杆支护系统中托板及组合结构抗冲击性能的影响。利用落锤冲击试验装置,测试了托板、W型钢护板和橡胶缓冲垫层等4种组合结构的动载力学性能,得到了试样的冲击力时程曲线、位移时程曲线及变形特征,分析了W型钢护板、缓冲垫层位置及厚度对托板动态力学性能的影响。研究结果表明：托板均经历了拱高降低、四角翘起、拱底面积减小等变形过程。随着冲击能量的增加,试样冲击力峰值及变形量呈增加趋势,冲击力时程曲线可分为初期震荡、急速上升、平稳震荡和迅速下降等4个阶段。与单独托板相比,W型钢护板可降低冲击力峰值、增加试样震荡作用时间、有效保护试样的完整性和提高试样抗冲击性能。通过对比缓冲垫层放置位置及厚度的冲击力峰值、位移量、冲击能量吸收率及托板变形量,得到缓冲垫层放置在W型钢护板与围岩接触面之间时,抗冲击性能更好,其合理厚度在16～18 mm。根据托板静载拱高变形量要求,单独托板可承受约2 500 J的冲击能量,W型钢护板及缓冲垫层组合结构可起到吸能、改善托板承载特性及提高托板抗冲击性能等作用,现场应用效果良好。     

某大采高工作面围岩支护方案数值模拟分析

为了确定大采高工作面巷道围岩支护参数并验证其合理性，以山西某矿2204大采高工作面为背景，通过围岩松动圈法、经验公式法、极限平衡区与组合拱相结合3种方法确定锚杆支护参数，并借助FLAC3D对支护效果进行模拟验证。结果显示，巷道掘进期间，顶底板最大变形量分别为11.274和3.073 3 mm，均在可控范围以内；围岩变形主要分为快速上升、突降、缓慢变形和稳定状态4个阶段。采用3种计算方法确定大采高工作面的支护参数，可以得到科学的支护效果。     

坝基玄武岩柱状节理松弛弱化对白鹤滩拱坝的影响分析

白鹤滩水电站坝址区玄武岩柱状节理较为发育,建基面开挖会引起其发生松弛及模量弱化,进而对坝体的位移、应力状态产生影响。采用三维非线性有限元数值方法,通过玄武岩柱状节理不同松弛厚度与变形模量变化组合多方案计算分析,分析了柱状节理松弛层玄武岩性态变化对坝体位移应力的影响特征。结果表明,柱状节理卸荷松弛将引起坝体顺河向位移极值增大、指向右岸横河向位移极值增大、指向左岸横河向位移极值减小;坝体最大主拉应力及最大主压应力均增大,坝体最大梁向拉、压应力均增大,坝体最大拱向拉应力增大,坝体最大拱向压应力减小;随柱状节理松弛层变形模量的劣化,拱端横河向位移增加,拱端上游顺河向位移增加,拱端下游顺河向位移减小,拱端主拉应力增加、主压应力减小。随柱状节理松弛层厚度的增加,坝体位移、应力的变化很小,为不敏感因素。     

极破碎软岩巷道失稳机理与动态迭加耦合支护技术研究

基于赵庄矿极破碎软岩巷道长期矿压监测、围岩力学参数测试与矿物成分分析及松动圈测试等成果,分析了巷道围岩变形破坏的特点,揭示了极破碎软岩巷道变形失稳机理;针对该矿极破碎软岩巷道提出了由预留变形量、锚网索喷耦合支护、二次锚注加固组成的动态迭加耦合支护技术方案,并通过相似模型试验和井下工程实践对该技术方案的支护效果进行了验证。研究表明：通过预留变形量释放围岩中的变形能和高应力,顶板高预应力锚索、帮部高预应力锚杆和低预应力锚索实现“控顶卸压”,低压浅孔充填和高压深孔渗透注浆相结合形成积极有效的锚注支护结构和多层组合拱(梁)结构,底角和底板锚注有效控制巷道底鼓,从而实现对极破碎软岩巷道围岩变形的有效控制。     

动力失稳下煤矿巷道围岩松动变形特征与支护参数研究

为了提升煤矿巷道围岩的稳定性,解决现有支护方式支护效果差的问题,分析煤矿巷道在动力失稳状态下的围岩松动变形特征,实现支护参数的优化计算。探测煤矿巷道围岩内部结构,根据动压巷道围岩变形的影响因素及其作用方式,建立煤矿巷道围岩动力失稳模型。在该模型下,通过确定应力变化规律和应力—应变关系,得出围岩松动变形的特征分析结果。参考围岩松动变形特征,确定合理的支护方式,得出锚杆长度、锚间排距、组合拱厚度等支护参数的计算结果。根据变形特征与支护参数结果,进行数值模拟分析,完成围岩松动变形支护。将模拟结果应用到实际的松动变形修复工作中,能够控制围岩松动变形量控制在要求范围内,降低裂缝破坏程度。     

高压旋喷桩钢管组合拱在斜井含水砂层施工中的应用

针对煤矿斜井含水砂层施工中,容易发生涌水、涌砂及坍塌等安全事故的问题,研究了高压旋喷桩钢管组合拱施工技术,介绍了其工艺原理,并通过数值计算,分析了有、无旋喷桩钢管组合拱支护措施时,斜井围岩变形及应力变化规律。研究结果表明,高压旋喷桩钢管组合拱施工技术,能够有效地控制斜井围岩变形破坏,取得较好的支护效果。应用该项技术,安全顺利地穿越了陕西魏墙煤矿回风斜井含水砂层,取得了预期效果。该项技术具有推广应用价值。     

综放采场围岩复合结构力学模型及其控制研究

根据综放采场顶煤冒放形式和顶板移动结构，提出5种煤岩复合结构，研究了其形成条件，并建立了相应的力学模型：拱-拱组合模型、拱-砌体梁组合模型、拱-传递岩梁组合模型、台阶悬臂-砌体梁组合力学模型、台阶悬臂-悬臂梁组合力学模型．并由此推导其控制方程，计算支架载荷；针对不同顶板、煤层条件，运用相应力学模型分析支架-围岩关系，计算综放工作西支架载荷，确定综放采场支架合理工作阻力，从而有效控制综放采场围岩；通过对10个不同条件综放工作面支架载荷的计算与实测比较，计算值的安全系数为1．06，表明根据综放采场围岩组合路构力学模型计算支架载荷比简化的岩重计算更为合理，从而为综放采场围岩控制提供了理论基础．通过一个二程实例详细阐述了根据综放采场煤岩结构力学模型计算支架载荷的方法．图5，表2，参10．     

近距离承压水巷道底鼓控制技术研究

针对任楼煤矿中六运输大巷过F2-1断层破碎带承压水巷道底板支护难题,采用预留巷道变形量+超前注浆+锚网索喷永久支护+反底拱加强支护+底板滞后注浆联合支护方案控制底板围岩变形。现场工程实践表明,底板最大位移量为58 mm,无明显涌水现象,围岩承载性能得到极大提高,底板围岩变形得到有效控制。     

高应力破碎硐室围岩加固方法及其效果的数值模拟

高应力破碎硐室围岩具有大变形、强流变等特性,合理的加固方法是硐室安全稳定的保证。以长平矿4303变电所硐室加固为研究对象,通过对硐室围岩条件、受力情况和变形破坏机理的分析,提出了反拱封闭支架、组合锚索强力加固和深孔高压注浆转移围岩应力的加固方法。数值模拟研究结果表明:反拱封闭支架与组合锚索能够有防止破裂,深孔注浆能够使围岩高应力向深部转移,组合加固方案能够有效防止围岩破坏和减小围岩变形量。     

反拱碹治理大巷底鼓

本文针对磁窑堡煤矿１２０８大巷１０３ｍ巷道发生底鼓，底鼓量１００～７００ｍｍ，严重影响全矿井安全生产的情况，通过对底鼓原因的分析，设计恰当的反底拱尺寸和选择适当的反拱材料及施工工艺，并获得成功。     

硬岩夹层对组合岩石蠕变性能的影响研究及应用

为了探究硬岩夹层对组合岩石蠕变性能的影响，通过试验与数值仿真相结合的方法，分析了不同夹层数量、厚度以及间距的情况下组合岩石轴向变形的变化规律。结果表明：硬岩夹层的厚度越大、数量越多，组合岩石的蠕变量越小；硬岩夹层可以降低其影响范围内软岩的形状改变比能，进而提高软岩抵抗蠕变变形的能力，但随着夹层间距的增加，组合岩石抵抗蠕变变形的能力先增大后减小。通过类比研究，为巷道围岩注浆的时机选择提供了一定的依据。     

回采煤巷大厚度泥质层状顶板失稳机理及控制对策

针对具有强度低、层间作用弱、分层厚度小而累计厚度大等属性特征的大厚度泥质层状顶板易变形、难支护特点，以赵庄矿33053回采煤巷为工程背景，根据煤巷工程地质环境、支护方式及顶板失稳特征，构建煤巷顶板岩梁文克尔地基模型并求解出挠度表达式，分析了煤巷顶板岩梁挠曲下沉特征及其关键影响因素，揭示了煤巷大厚度泥质层状顶板的失稳机理。基于锚杆(索)的组合和压缩效应提出了结构与预应力均连续的顶板梁-拱耦合承载结构，阐明了浅部岩层组合压缩承载梁结构与深部岩层压缩承载拱结构的形成机制及二者间的耦合作用机理。现场工程应用结果表明：大厚度泥质层状顶板煤巷采用不同长度预应力锚索配合锚杆支护，在整个使用周期内围岩变形量明显减小、锚杆(索)破断率显著降低，有效确保了煤巷围岩的稳定性。     

湖南省某煤矿采空区地表变形成因分析

根据对煤矿采空区地表变形进行实地调查的资料，对其地表裂缝进行了统计，并总结了地裂缝的特征和发育规律。再结合矿区地质情况，对地表变形的形成机理进行分析，并通过简化力学模型方法，即根据岩土体的岩性特征和完整程度，将采空区顶板进行相应简化形成简支粱力学模型，和平衡拱理论分别计算不同的采空区顶板跨度所对应的安全顶板厚度，具体分析了该煤矿采空区地表变形的形成原因，并采用传统的三带法对其合理性进行了检验。     

反拱碹治理大巷底鼓

本文针对磁窑堡煤矿１２０８大巷１０３ｍ巷道发生底鼓，底鼓量１００￣７００ｍｍ，严重影响全矿井安全生产的情况，通过对底鼓原因的分析，设计恰当的反底拱尺寸和选择适当的反拱材料及施工工艺，并获得成功。     

软弱泥岩引水隧洞TBM开挖有限元仿真与分析

采用弹塑性渗流-应力耦合有限单元法,对某大型输水隧洞TBM开挖过程进行了数值仿真计算与分析。计算中采用围岩应力释放技术,考虑开挖预留变形的影响,重点考虑了水头压力变化对围岩与管片受力与变形的影响。结果表明开挖过程中渗流场的变化将引起围岩较大的变形和管片受力的增加;预留变形的设计增加开挖量和围岩变形量,但可降低管片受力,有利于管片的受力和稳定。     

低贫化放矿矿石覆盖层合理厚度研究

预留矿石作为覆盖层是实现低贫化放矿的途径之一,为了使其降低矿石损失贫化的作用得以充分发挥,有必要对其预留厚度进行进一步研究。基于低贫化放矿原理,以纯矿石放出体尽可能大、放矿过程中矿石覆盖层厚度维持不变为原则,总结出合理厚度的计算方法,即在随机介质放矿理论的基础上考虑单次出矿量,首先确定出合理的放出体高度,再由此确定矿石覆盖层的厚度。以程潮铁矿西区矿柱回收采场为算例,计算得放出体高度为28 m,矿石覆盖层厚度为40 m,并设置室内放矿实验验证其可靠性。实验结果表明,矿石覆盖层厚度达到40 m时,矿石回收率和废石混入率都取得较优水平,矿岩界面起伏程度相对较小,说明此理论计算方法是可靠的。     

基于双承载拱的巷道再生顶板控制机理

为实现对巷道再生顶板的有效控制,基于再生顶板现场观测和"三带"高度的理论计算,建立巷道再生顶板修正普氏拱力学模型和数值模型,推导了修正普氏拱的曲线方程及矢高的表达式,模拟分析了再生顶板下巷道断面的优势形状及锚喷支护效果,并对现场锚喷支护巷道进行了顶底板移近量观测。结果表明:无留顶掘巷后若短期内无支护,再生顶板下沉后出现第一承载拱,即修正普氏拱,拱的矢高b是岩石坚固性系数f和侧向压力p的减函数,是巷道半跨度a的增函数;再生顶板下留顶掘巷的断面形状宜为直墙圆拱,锚喷支护与巷道拱顶组合形成第二承载拱,"双拱"结构有效控制了再生顶板的变形破坏,具有让抗结合、协调变形的控制机制;现场试验后巷道顶板收敛变形较小,可满足正常生产需要。